沿空掘巷煤柱合理宽度研究与应用

沿空掘巷时周围岩体受二次采动影响,巷道围岩更易变形,矿压显现更为剧烈。护巷煤柱的合理留设是沿空掘巷技术成功实施的关键因素。煤柱的合理宽度应既能满足煤柱自身的稳定性,又能在巷道掘进和工作面回采期间利于巷道的维护。为了研究沿空掘巷煤柱的合理留设宽度,以某矿1622(3)工作面为背景基于内外应力场理论以及弹性核理论,考虑煤柱对巷道围岩变形的影响,进行理论分析确定了沿空掘巷煤柱宽度合理范围解析表达式,确定了煤柱合理宽度范围为4.8 m～6.9 m。通过数值模拟进一步分析了不同煤柱宽度时的煤柱的垂直应力分布及巷道围岩变形,最终选取煤柱宽度为5 m。将研究结果应用于实际,现场观测数据表明,该煤柱宽度对控制巷道围岩变形,维护巷道及煤柱的稳定性起到了良好的作用。     

某矿区综放工作面预留煤柱优化设计研究

结合某矿区综放工作面回采巷道现场实际情况,基于预留煤柱宽度理论分析,依托预留煤柱宽度优化设计原则,提出了该矿区综放工作面预留煤柱宽度计算公式,通过对比分析数值模拟与理论计算结果,将该矿区原有预留煤柱宽度60 m优化至52 m,中间灌浆巷距离两条巷道净距均为23.7 m,大大提高了该矿煤炭回采率。     

深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度研究

 留设合理宽度的区段煤柱是确保深井特厚煤层综放工作面顺利接续和安全回采的关键。以新巨龙矿井一采区区段煤柱宽度的确定为工程背景,首先采用微地震监测、应力动态监测和理论计算等方法确定深井特厚煤层综放工作面侧向支承压力分布特征,得出低应力区宽度约为20 m;其次,采用工程类比、数值模拟等方法确定深井特厚煤层综放工作面侧向煤体不完整区宽度约为3 m;最后,综合考虑资源回收、冲击地压防治、次生灾害控制和巷道支护等因素,确定深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度为5.0～7.2 m。应用沿空巷道表面位移观测结果验证区段煤柱宽度的合理性。该研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定具有参考意义。     

超长孤岛综放工作面煤柱支承压力分布特征研究

为了确定超长孤岛综放工作面巷道煤柱的合理尺寸,采用FLAC3D软件模拟分析了不同长度孤岛综放工作面不同宽度煤柱的支承压力与变形破坏规律。初采期间,大煤柱(宽20m)倾向支承压力整体上随着至巷帮距离的增大而减小;随着工作面推进而增大。小煤柱(宽4～6m)初采期间走向支承压力峰值随工作面推进而增大,且峰值超前煤壁的距离也增大;正常推进期间,随顶板变形逐渐趋于稳定,支承压力峰值降低,但煤柱压力峰值至煤壁前方煤体支承压力影响范围内压力增高。煤柱支承压力峰值超前煤壁一定距离,且此距离随工作面长度加大而减小。加长孤岛综放工作面长度,护巷大煤柱和小煤柱的支承压力均减小,可以减小护巷煤柱宽度。     

深井沿空掘巷小煤柱合理宽度留设数值模拟研究

窄煤柱沿空掘巷是提高煤炭采出率的有效方法之一,本文通过数值计算方法,研究了沿空掘巷不同煤柱宽度和巷道支护强度时煤柱的应力场和位移场,提出沿空掘巷小煤柱的合理宽度的留设方法.研究结果表明:巷道掘进期间,煤柱较窄时,煤柱内中心位置承受的最大垂直应力随煤柱宽度增加变化较大,当煤柱宽度达到5 m后,增大煤柱宽度,最大垂直应力变...     

大采高双巷布置工作面巷间煤柱合理宽度研究

巷间煤柱合理宽度的确定是确保大采高双巷布置工作面安全回采的关键。以亭南矿二盘区204大采高工作面双巷掘进运输顺槽和瓦斯抽放巷之间的煤柱为工程背景,首先通过现场应力监测的方法对巷间煤柱受双巷掘进及2次采动过程中的破坏规律进行了系统的研究,得出一次采动影响后靠近采空区侧煤柱的破坏区域宽度约为3 m;上位岩层低应力区域宽度约为18 m;一次采动后煤柱应力分布曲线呈不对称形态;二次采动影响后煤柱应力分布曲线呈不对称"马鞍状",巷间煤柱边缘累计破碎宽度略大于9 m;同时对2次采动影响后煤柱的破坏区域进行了划分,初步确定巷间煤柱优化范围在5.2~13.0 m之间。其次采用数值模拟的方法分别研究了2次采动影响下宽度为4,6,8,10,12 m的5种不同尺寸巷间煤柱的应力演化规律、弹塑性区域变化规律和巷道变形规律,同时综合考虑安全生产、资源回收率等因素,最终确定大采高双巷布置工作面巷间煤柱的合理尺寸为10 m。最后通过工程实践验证了巷间煤柱留设的合理性。该研究结果可以为类似开采条件下巷间煤柱的留设提供参考。     

砂土基型浅埋煤层保水煤柱稳定性数值模拟

浅埋煤层间歇开采保水采煤的关键是确定工作面的合理推进距离和煤柱尺寸,通过相似材料模拟已得到工作面的合理推进距离,并为实践所证实。以相似材料模拟所得到的工作面推进距离与覆岩裂隙高度关系为依据,建立了数值模拟模型,以计算工作面合理的煤柱尺寸。运用ALGOR有限元程序,模拟了基岩厚度30m以下、土层20m以下的砂土基型和基岩厚度30m以上、土层20m以上的砂土基型2种类型的工程地质条件,通过煤柱上的米赛斯应力分布、上覆岩层的拉应力分布以及顶板的下沉量等模拟结果分析,判断了煤柱和覆岩的稳定性,得出了不同基岩厚度工作面实现保水开采的合理推进距,这对实现陕北砂土基型地质条件下的保水采煤和矿区荒漠化防治具有重要意义。     

煤柱应力应变分布的光纤监测试验研究

为科学留设区段煤柱,基于光纤传感监测技术,从煤柱内部应力应变角度研究煤柱的合理尺寸及其稳定性。制作平面物理相似材料模型,通过3个工作面开挖形成2个区段煤柱,在煤柱内分别埋设5个光纤Bragg光栅传感器及分布式传感光纤,同时,在模型底板铺设60个压力传感器,监测煤柱内部应力应变变化。试验表明,煤柱内部垂直应变随工作面推进而增大,水平应变随工作面推进呈“马鞍形”分布;煤柱的破裂区宽度约为3～5 m,塑性区宽度约为5～8 m,弹性区宽度约为22～27 m;1^#区段煤柱和2^#区段煤柱一侧开采时,对应的应力集中系数分别为1.54和2.04;两侧均为采空区时,应力集中系数分别为1.99和2.18。光纤光栅监测结果揭示了煤柱内部应力应变规律,为煤柱稳定性实时监测提供了科学手段。     

条带开采煤柱破坏宽度计算分析

将条带开采工作面假定为无限大板上相隔一定间距的倾斜共线裂纹,采用断裂力学Ⅰ-Ⅱ复合型裂纹模型,得到了条带煤柱边缘的应力分布,建立了条带煤柱边缘破坏区的边界方程,并据此得出了条带煤柱破坏宽度的计算公式。实例分析表明用该公式计算条带煤柱破坏宽度是符合实际的。     

深井厚煤层采空区迎采动隔离煤柱合理宽度研究

确定隔离煤柱合理宽度是确保深井厚煤层采空区迎工作面安全回采的关键。以田陈煤矿7108采空区迎采动隔离煤柱宽度的确定为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法,对深井厚煤层采空区迎采动诱发冲击地压机制及隔离煤柱合理宽度进行研究。得到的主要结论为:(1)采空区迎7110工作面回采期间覆岩空间结构演变过程为"固定S型→移动S型→连体S型→C型→U型",隔离煤柱应力演化过程为"固定支承压力→移动支承压力→应力叠加→煤柱应力集中";(2)采空区迎采动诱发冲击地压的原因是应力集中造成煤体应力达到冲击应力条件;(3)在对隔离煤柱周围实施高强度卸压条件下,确定7108采空区迎采动隔离煤柱合理宽度为65 m,经实践,获得良好效果。研究结果对采矿工程诱发型冲击地压防治具有参考意义。     

8.5m超大采高综采面回采巷道合理煤柱宽度分析

为确定8.5 m超大采高综采面大断面、超长距离回采巷道合理煤柱宽度,以上湾矿12401综采面回采巷道为背景,采用回归分析、理论分析、数值模拟方法进行分析。在经验法基础上采用回归分析科学预测煤柱宽度;基于D-P准则引入洛德参数修正极限平衡理论以考虑中间主应力对屈服函数的影响,并在此基础上,提出“塑性区宽度等同理论”分析煤柱宽度。研究结果为:回归分析法、载荷估算法、塑性区宽度等同理论预测值分别为25.31 m、23.5 m、24.2 m;数值模拟预测值为25 m。综上确定8.5 m超大采高回采巷道合理煤柱宽度为25 m,研究成果可为综采面回采巷道支护及稳定性等方面提供理论依据。     

综放面倾向煤柱支承压力分布规律研究

在较薄厚煤层综放面倾向煤柱支承压力现场实测的基础上，应用弹塑性极限平衡理论，考虑煤层厚度及倾角的影响，分析得出综放面倾向煤柱支承压力峰值位置的计算式及分布规律。该研究为综放回采巷道的合理布置及护巷煤柱参数的合理确定提供了依据，有利于改善巷道维护状态和提高煤炭资源采出率，并为类似条件下的综放开采提供有益借鉴。     

钻孔煤粉量变化规律在区段煤柱合理参数确定中的应用

通过对钻孔煤粉量变化规律与支承压力分布关系的研究，论证了可以利用钻孔煤粉量变化来推测回采工作面超前支承和侧向支承压力分布规律。据此原理，实测得到了平煤集团十三矿12010大倾角综放开采工作面走向支承压力和区段煤柱侧向支承压力分布。为合理区段煤柱留设尺寸确定提供了基础数据。     

深部隔离煤柱对岩层与地表移动的影响规律

焦坪矿区大采深、厚煤层综放开采条件下,地表下沉量较小,呈现非充分的采动影响现象。通过相似材料模型试验,分析了本区地质开采条件下工作面宽度、隔离煤柱尺寸、上覆岩层岩性与地表移动的内在关系,揭示了岩层移动的基本特征。研究证实了深部开采条件下工作面间留设一定宽度的隔离煤柱对地表沉降起到有效的控制作用,这可为本区及类似条件的其他矿井提供参考。     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

固液耦合模式下含断层缺陷煤层回采诱发底板损伤及断层活化突水机制研究

针对具体地质条件,以现场试验数据为基础,采用相似材料试验及数值模拟相结合的分析方法,对含断层缺陷煤层回采过程中底板损伤破坏及断层活化规律进行研究,研究得出:采用内径不同的水管能够很好地反映底板岩层渗透性的空间差异性,通过采用调节注水管水柱高度的方式可以控制水压以满足设计要求;煤层埋深、承压水水压及断层落差越大越易突水,断层防水煤柱宽度越大越不易突水;通过试验及模拟计算再现了不同因素影响下煤层回采过程中底板采动裂隙形成、断层活化到突水通道形成的全过程,揭示了含断层构造底板突水通道的形成机制;研究结果对承压水上含断层缺陷煤层回采时防水煤柱的留设具有重要的参考价值。     

双系煤层孤岛结构对工作面矿压显现影响研究

为了确定大同矿区侏罗系煤层群开采形成的孤岛覆岩结构对石炭二叠系工作面开采矿压显现的影响,以同忻矿8104、8106工作面为研究对象,通过理论分析确定侏罗系煤层群开采孤岛覆岩结构的形成条件,构建FLAC^3D数值模型,分析孤岛覆岩结构对石炭系煤层应力控制及矿压显现特征,并结合微震监测数据进行了合理验证。研究表明:当侏罗系煤层遗留煤柱宽度≥22.3 m时可形成孤岛覆岩结构,煤柱宽度为80 m时,孤岛覆岩结构对石炭系煤层工作面影响达到峰值;数值模拟说明8106工作面及5105巷道受到孤岛覆岩结构影响,其矿压显现强度及范围明显增大,围岩应力最大增至40 MPa;微震监测显示8104工作面推进孤岛覆岩结构过程中,个别微震事件能量级别达到了10⁶ J,具备了诱发冲击地压发生能量条件。